31902工作面采煤作业规程.doc

八连城煤矿31902工作面采煤作业规程 第 77 页 共75页第一章 概 况第一节 工作面基本地层情况（一）工作面境界范围西 部东 部南 部北 部采区边界线西三皮带下山西三轨道下山未采区31901工作面（二）煤层特征项 目单 位指 标备 注煤层厚度最小最大/平均m1.704.30/3.00煤层倾角最小最大/平均26/4煤层硬度f23煤层层理发育程度比较发育煤层节理发育程度比较发育煤质水 分%11.30灰 分%29.31挥发份%51.53容 重T/m1.40发热量MJ / Kg20.5纯煤发热量自燃发火期月12绝对瓦斯量m3/T17.4煤尘爆炸指数%51.7（三）顶底板特征顶底板厚度岩性顶板老 顶6.90粗砂岩直接顶12.00粗砂岩底 板7.30粉砂质泥岩（四）储量煤层名称工作面尺寸平均煤层厚度（m）地质储量（万吨）工作面回采率（%）可采储量（万吨）平均长（m平均宽（m）1917701103.0081.89577.7（五）简要说明1、概况： 31902回采工作面位于西三皮带下山和西三轨道下山西侧，东接西三回风下山，西至采区边界线，南为未采区，北靠31901工作面。31902回采工作面相对地面为部分民宅及水田、旱田，地面标高+24.6m+33.6m。2、煤层：31902回采工作面所采煤层为19号煤层，煤层厚度1.704.30平均厚度3.00m。局部有两层至三层夹石，不稳定，厚度0.100.80m，煤层总体走向北东，倾向西南，煤层倾角平均4该煤层煤质较好，为半亮-半暗型，煤层灰分29.31%，发热量20.5MJ/kg，煤层底板标高-501.7m-591.6m。3、构造： （1）开切眼内396号经纬点处有一断层落差为4.0m，预计向工作面内延伸60m后尖灭。 （2）运输巷336号经纬点后20m处有一落差为3m的断层，468号经纬点后6m有一落差1.4m的断层。（3）工作面回风巷392号经纬点与335经纬点之间、运输巷349经纬点与346经纬点之间为硬岩区域，厚度为0.701.80m。4、水文： 工作面顶板为粗砂岩，有淋水现象。5、瓦斯： 工作面开采19号煤层与下覆19-2号煤层间距较小，层间距大约09m，回采时加强对工作面瓦斯的抽采，遇到瓦斯涌出异常情况及时汇报、及时处理。6、其他：（1）若顶板淋水严重，需加强顶板管理。（2）工作面过断层时需加强支护，防止发生顶板事故。（3）回采时注意工作面情况，如发现未知断层及时汇报。 （4）加强对下覆19-2号煤层瓦斯的抽放，遇到瓦斯涌出异常情况，及时汇报。（5）工作面回采至硬岩区域时，加强对使用预裂炮的管理。 提报人： 年 月 日附图1：31902工作面煤层顶底板综合柱状图附图2：31902工作面煤层底板等高线实测图附图3：31902工作面井上、下对照图附图4：31902工作面运输巷、回风巷、开切眼地质素描图附图5：31902工作面配风巷地质素描图第二章 采 煤 方 法采煤方法走向长壁后退式落煤方式滚筒式采煤机顶板控制全部垮落法采 高2.40m3.70m作业方法追机流水作业循环进度0.7m第一节 巷 道 布 置一、采区巷道布置概况31902工作面位于西三皮带下山和西三轨道下山西侧，回风巷开口于西部三区回风下山，运输巷开口于西部三区皮带下山，运输巷为入风巷，回风巷为轨道（回风）巷。1、工作面回风巷回风巷沿煤层顶板掘送，用于辅助运输及回风，该巷长1775m，巷道坡度为：0 13。该巷采用锚、网、梯、索联合支护。锚、网、梯、索联合支护，巷道为矩形断面，净规格为：宽高=4.2m（2.44.1）m，巷道帮、顶锚杆间、排距：0.8m1.0m，顶锚杆规格为：22mm2400mm右螺旋螺纹钢锚杆, 使用CK2335树脂药卷锚固。帮锚杆规格为：18mm2000mm左螺旋螺纹钢锚杆, 使用CK2335树脂药卷锚固。锚索间、排距为：2.1m2.5m，锚索规格为：17.8mm7300mm。使用CK2335树脂药卷锚固。2、工作面运输巷运输巷为运输（入风）巷，沿煤层顶板掘送，用于运煤和入风。该巷长1820m，巷道坡度为：011。该巷道采用锚、网、梯、索联合支护，巷道为矩形断面，规格为：宽高4.6m（3.04.1）m，巷道帮、顶锚杆间、排距为：0.8m1.0m，顶锚杆规格为：22mm2400mm右螺旋螺纹钢锚杆, 使用CK2335树脂药卷锚固。帮锚杆规格为：18mm2000mm左螺旋螺纹钢锚杆, 使用CK2335树脂药卷锚固。锚索间、排距为：1.4m3.0m，锚索规格为：17.8mm7300mm，使用CK2335树脂药卷锚固。3、配风巷配风巷为抽放巷，用于对19-2煤层进行抽采。该巷度长为1264m，巷道坡度为：015。该巷采用锚、网、梯、索联合支护。锚、网、梯、索联合支护巷道为矩形断面，净规格为：宽高=4.2m（2.43.7）m，巷道帮、顶锚杆间、排距：0.8m1.0m，顶锚杆规格为：22mm2400mm右螺旋螺纹钢锚杆, 使用CK2335树脂药卷锚固。帮锚杆规格为：18mm2000mm左螺旋螺纹钢锚杆, 使用CK2335树脂药卷锚固。锚索间、排距为：1.4m3.0m，锚索规格为：17.8mm7300mm。使用CK2335树脂药卷锚固。4、开切眼该开切眼沿煤层顶板掘送，与回风巷夹角为99，与运输巷夹角为89，开切眼为矩形断面，其净规格为：宽高= 6.5m2.7 m，采用锚、网、梯、索联合支护，开切眼长：93m，坡度平均6。二、工作面主要巷道描述巷道名称项 目基 本 描 述回风巷支护形式 锚网支护巷道净断面 平均13.8巷道用途 回风、辅助运输运输巷支护形式锚网支护巷道净断面 平均16.5巷道用途 入风、运煤配风巷支护形式 锚网支护巷道净断面平均12.8巷道用途回风、抽采开切眼支护形式锚网支护巷道净断面平均17.55安装情况正在安装第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺（工艺流程及说明）该面为倾斜长壁后退式综采工作面。设计采高为2.40m3.70m，沿煤层顶板割煤。开切眼初期安装69部ZY6000/16.5/38D掩护式液压支架，随着工作面推进工作面逐渐延长，预计推进至回风巷393号经纬点后工作面共需安装76部ZY6000/16.5/38D掩护式液压支架。下端头采用ZTZ18300/18/35中置式端头液压支架（一组）支护。工作面选用MG450/1040-WD双滚筒采煤机落煤，滚筒直径2.0m，截深0.75m。采煤机在上、下端头斜切进刀，双向采煤。工作面选用SGZ764/630刮板运输机运输。用SAC电液控液压支架推刮板运输机，推移步距为0.7m。回风巷选用1台JWB-75J型无极绳绞车、2台JD-1.6型调度绞车和1台SDJ-28型多用双速绞车联合辅助运输。运输巷选用2台DSJ100/63/275型可伸缩胶带运输机，工作面与运输巷采用1台SZZ764/200型桥式转载机（转载机后布置ZT18300/18/38中置式端头液压支架一组推移桥式转载机）联合运输。工艺过程为：采煤机斜切进刀割三角煤采煤机下（上）行割煤、装货追机顺序移架、推刮板运输机清货片帮严重或顶板破碎时要伸出伸缩梁（或超前移架），其工艺过程为：伸出伸缩梁（或超前移架）进行超前维护采煤机下（上）行割煤、装货顺序推刮板运输机清货二、采煤方法 1、采煤机进刀方式 （1） 进刀:采煤机在端头斜切进刀。采煤机下（上）行前滚筒沿煤层顶板割煤，后滚筒按采高要求截割，沿弯曲段斜切进刀，追机伸出液压支架伸缩梁护顶。采煤机纫刀后，沿弯度节往上（下）推刮板运输机，直至刮板运输机尾（头）推靠。（2）割角煤：采煤机纫刀后，换向上（下）行前滚筒沿煤层顶板割煤，后滚筒按采高要求截割，割三角煤。（3） 移架：采煤机上（下）行割角煤，架子工在电控液压支架人机操作界面，邻架操控单架移架方式或者是成组自动移架的方式进行追机顺序移架。（4） 推溜：采煤机割透角煤返回后，推溜工电控液压支架人机操作界面，单架推移方式或者是成组自动推移的方式，自机尾（头）顺序推刮板运输机。2、采煤机正常截割牵引方式采煤机为齿轮销轨电牵引，牵引速度控制在06.5m/min。3、各工序与采煤机的安全距离 （1）移架紧跟运行的采煤机后滚筒35架，顶板破碎时割一架停机移一架。 （2）推溜滞后运行的采煤机后滚筒12m15m。 （3）采煤机前、后滚筒3.0m范围内有人作业时，必须停机，打开管制器和离合器。（4）移架滞后运行的采煤机后滚筒超过5架时，必须停止落煤。待支架移靠后再牵引落煤。三、工作面正规循环生产能力 W = LShrc =（1110.73.051.40.95） = 315.19t式中 : W工作面正规循环生产能力，t ； L工作面平均长度，111m ； S工作面循环进度，0.7m ； H工作面平均采高，3.05m ； r煤的容重，1.4t/m3 ； c回采率，95% 。 附图6：采煤机进刀示意图第三节 设 备 配 置一、工作面基本液压支架开切眼初期需要安装ZY6000/16.5/38D型基本液压支架69架，预计后期需要增加7架基本支架，详细参数如下。表2-3-1支架型号ZY6000/16.5/38D支架高度 m1.653.80支护强度 MPa0.80.9中心距 mm1500支架宽度 m1.431.60初撑力 kN5064（P=31.5MPa）工作阻力 kN6000推溜力/拉架力 kN633/360支架重量 t20.5对底板平均比压 MPa1.41二、工作面端头支架在运输巷转载机后安设ZTZ18300/18/35中置式端头液压支架一组。表2-3-2支架型号ZTZ18300/18/35支架高度 m1.803.50支护强度 MPa0.51中心距 mm1550支架宽度 m1.431.60初撑力 kN15454工作阻力 kN18300推溜力/拉架力 kN952/1308泵站压力 MPa31.5对底板平均比压 MPa1.3三、工作面采煤机 表2-3-3采煤机型号MG450/1040WD机 身 长 度 m13采 高 m2.13.85滚筒直径 m2.0截 深 m0.75牵引速度 m/min013.5最大牵引力kN720装机总功率 kW1040牵引形式齿轮销轨电牵引截割功率kW4502冷却形式水 冷喷雾形式内外喷雾四、工作面刮板运输机 表2-3-4刮 板 机 型 号SGZ764/630机头尺寸(长宽)2.8922.15运输能力 t/h900链 速 m/s1.28铺设长度 m114装机功率 kW2315电 压 V3300刮板链形式中双链五、运输巷桥式转载机 表2-3-5桥式转载机型号SZZ764/200推移方式支架推移运输能力 t/h1000 链 速 m/s1.46铺设长度 m45电机功率 kW200电 压 V3300刮板链形式中双链六、运输巷轮式破碎机 表2-3-6轮式破碎机型号PLM1500 破碎能力t/h1500外型尺寸mm385020722035进口尺寸mm724953出口尺寸mm724615电 压 V660/1140电机功率 kW132 机器重量t17.8七、运输巷胶带运输机 31902运输巷采用设备型号为DSJ100/63/275胶带运输机2台。表2-3-7设 备 型 号DSJ100/63/275带面宽度 m1.0运输能力 t/h630电压 V1140铺设长度 m920/900电机功率kW275八、其他机械设备1、回风巷：SDJ-28型多用双速绞车1台； JWB-75J型无极绳绞车1台；JD-1.6型调度绞车2台；MD85/452电泵1台。2、运输巷： JWB-75J型无极绳绞车1台；JH-14回柱绞车1台；MD85/452电泵1台。 3、运输巷与西三轨道下山联巷：KWG-110/55-600型无极绳绞车1台；MD85/452电泵1台。 附图 7：工作面设备布置图第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计一、液压支架支护强度验算1、根据31901矿压观测资料、地质报告、顶板控制专家系统 ：确定本工作面所需最小支护强度为 0.52 MPa。 2、应用经验公式计算液压支架载荷：在最小控顶距时的载荷Q小 =（9.81hrn）Ks kNQ小 = 9.813.72.54.01.45.7 = 2896.5kN在最大控顶距时的载荷=（9.81hrn）KS kNQ大 =9.813.72.54.01.46.75 = 3430 kN式中： h最大采高 3.7m ； r顶板岩石容重，取2.5t/m3 ； n支架支撑上覆岩层厚度与采高之比3.5，取,4.0倍采高 ； K液压支架卸载移架所增加的阻力系数， K = 1.31.5，取1.4； s工作面最小控顶距时单个支架的支护面积，s = 5.7；S工作面最大控顶距时单个支架的支护面积，S = 6.75。3、根据工作面条件与支架适应条件对照表校验工作面条件与支架适应条件对照表 表3-1-1项 目单位工作面条件ZY6000/16.5/38DZYG6000/16.5/38D采高m2.403.70/3.051.803.701.803.70 倾角26/41515煤厚m1.704.3/3.01.803.801.803.80底板比压MPa1.411.41支护强度MPa0.490.80.90.80.9顶板种类类（级）适应各类条件适应各类条件通过计算比较，工作面选用的ZY6000/16.5/38D型基本支架的性能均能满足支护要求。二、乳化液泵站（一）泵站设置及使用规定1、泵站安装位置泵站安装在31902工作面运输巷与西三区轨道下山联巷中距运输巷40m处下帮壁龛内，泵站设置BRW400/31.5型乳化液泵两台；RX400/25型乳化液箱一个，两泵一箱。一台运转，一台备用。向工作面供液，泵站距开切眼下出口1881m。乳化液泵站系统参数表 表3-1-2 乳化液泵型号BRW400/31.5乳化液箱型号RX400/25公称流量 /min400乳化液箱容积 L 2500公称压力 pa31.5乳化液浓度 % 1.31.5电机功率 kW250乳化油贮存腔容积 L 160卸载阀整定值 Pa31.5贮能器容积 L 40电 压 V1140工作液乳化油与中性水5:95外形尺寸 mm 338012351360外形尺寸 mm 375012721412重量 t 4.50重量 t 1.912、泵站设备设置电液控液压支架对乳化液质量以及乳化液过滤精度要求十分高，因此必须选用厂家提供的配套设备，即自动反冲洗反冲液回收高压过滤站、回液过滤站，进水过滤站。设备特征及数量见下列表格：自动反冲洗反冲液回收高压过滤站特征见下表表3-1-3型 号TMGLZD(1000/31.5/25/D/F)厂 家北京天玛公司形 式电控自动反冲洗数 量1台公称压力31.5MPa公称流量1000L/min压力损失1 MPa过滤精度25m额定流量1000L/min进出口径31.5D进出液形式双 路回液过滤站特征见下表 表3-1-4型 号TMGLZ(2000/2.5/60)厂 家北京天玛公司数 量1台公称压力2.5 MPa过滤精度60m公称流量2000L/min进出口通径DN40进出液形式单 路额定流量2000L/min进水过滤站特征见下表表3-1-5型 号TMGLZJ(2000/2.5/60)厂 家北京天玛公司数 量1台公称压力2.5 MPa过滤精度60m公称流量2000L/min进出液形式单路进出口通径DN100法兰额定流量2000L/min3、乳化液泵使用要求（1）安全阀整定值为31.5MPa，严禁任何人随意调整安全阀的整定值。（2）浓缩液浓度为1.31.5，经常检查乳化液浓度，及时调整自动配比器，保证配液用水清洁的中性水。（3）卸载阀、安全阀整定合理，既要保证供液压力又要保证安全可靠。（4）包机队，加强维修与维护，保证出口压力，杜绝跑、冒、滴、漏液现象。（5）电机及开关附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转、切断电源、撤出人员。（6）每班开泵前检查柱塞与滑块的连接处的锁紧螺套，是否松动。若有松动应立即停泵处理，重新拧紧锁紧螺套，消除柱塞与滑块间的轴向间隙。（7）检查吸排液阀的性能。平时应观察阀组动作的节奏声和压力表的跳动情况，如发现不正常，要及时处理。（8）修泵站必须停泵；修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀。（9）定期对乳化液进行自动反冲洗，必须保证乳化液的过滤精度，严禁任何人将杂物混进乳化液箱中，必须使用合格的乳化液油和符合要求的水源。（10）按要求进行定期检查、检修，作好记录。第二节 顶板控制方法表3-2-1支护形式两柱掩护式支架支架布置方式直线式布置支回关系移架即放顶最小控顶距 m 3.8最大控顶距 m 4.5机道宽度 m 2.37放顶步距 m 0.7端面距 m 0.34支架整齐度50 mm支架倾斜度15一、正常工作时期顶板支护 本工作面设计为双向采煤，采用追机移架的方式对顶板及时支护。采煤机割煤紧跟运行的采煤机前滚筒追机移架。移架工艺过程为：缩立柱（立柱不要缩的太大，能拉动架子即可，实现带压擦顶移架）拉架升架（升立柱时，要调整平衡缸，保证支架顶梁与顶板全面接触）升柱后要多停滞35s，保证初撑力。片帮严重或顶板破碎时要超前移架，有漏、冒顶危险时要割一架，移一架。上端头三部液压支架拉靠，下端头三部液压支架放宽一个循环进度（0.7m）。二、正常工作时期的特殊支护形式工作面上端头液压支架与回风巷上帮之间采用2.6m钢梁与3.15m（或4.0m）单体液压支柱配合的一梁三（四）柱顺巷错梁齐柱式对棚支护，对内间距0.3m，对间距1.1m，对棚交替迈步前移，空间排加打戴帽挡矸密集柱，挡矸密集柱距不超过0.4m，木顶帽规格为：长宽厚=0.40m0.15m0.10m。单体液压支柱与钢梁配合的对棚与上帮间距不够架设对棚（0.5m1.0m）时，架设一架单棚加强支护。顶板破碎时要适当加密支护，加密支护时，留出净宽不小于0.7m的人行通道。巷道超高处用圆木或者道木刹顶。不留尾巷，每循环窜梁、回柱放顶，回柱放顶步距为0.7m。下端头采用ZTZ18300/18/35中置式端头液压支架（一组）支护。当行人道宽度超过1m时,架设一架单棚加强支护。三、特殊时期的顶板控制1、初采及来压期间顶板管理根据邻近已采工作面的顶板压力观测数据，预计工作面初次来压步距在5060m，周期压步距在2530m。加强初次来压及周期来压的预测预报工作。来压期间要将工作面采直，支架与煤壁垂直，不正的支架及时调整，保证支架呈直线式切顶。保证泵站出口压力31.5MPa，供液管路不漏液，支架安全阀整定合理，保证支架工作阻力。落煤后及时移架，避免长时间空顶，移架时，相邻支架不得同时降架拉架。片帮严重时要超前移架，进行超前维护。同时加大上、下两巷管理力度，严格按规定打设超前支护，超高处打木垛接顶，保证支护数量及质量，必要时根据现场情况加密支护。初采初放期间，区队主要领导要现场指挥，确保初采初放工作的顺利进行。2、冒顶处理方法 采用2.0m长，直径不小于18cm的硬杂木，打木垛接顶的方法处理冒顶。处理冒区要待顶板压力稳定后，由班、队长亲自组织进行，指派一名有经验的老工人负责安全监护。刹顶前，关闭作业地点支架的截止阀，将工作面刮板输送机停电并闭锁，作业前要清好退路，确保退路畅通。严格执行“敲帮问顶”制度，要用1.5m以上的长把工具或抛石法处理掉危岩。刹顶前，采取临时支护措施，严禁空顶冒险作业。刹顶时要从冒顶的一端向另一端依次封顶，严禁两端同时作业。架子微落，打底物料要固定在冒区架子（或单体钢梁棚）上，木垛要挤住帮，木垛圆木要用楔子固定住，用150mm长的钉子将楔子钉牢，封顶后，架子顶梁（或单体钢梁棚）升起，使木垛接顶。液压支架上方冒顶时，首先用液压支架或单体、钢梁维护住冒茬子，之后再逐架处理。 出现单架上方冒顶时，首先将冒顶的液压支架降架落靠，处理掉架上及冒茬的浮石、危岩，然后在相邻支架的顶梁上掏出窝，木垛打底圆木插入窝内并用木楔挤住，自下而上打木垛接顶，用刹杆封顶。 出现多架上方冒顶时，先从冒顶的一端降下一架已冒顶支架，处理掉架上及冒茬的浮石、危岩，然后在相邻未冒顶支架的顶梁上掏出窝，木垛打底圆木一头插入窝内并用木楔挤住，另一头搭在相邻已冒落支架的顶梁上，并用8号铁线将其固定在本架上，自下而上打木垛接顶，用刹杆封顶锁住冒茬子。而后，采用上述方法将另一端冒茬封住。最后，从冒顶的一端逐架向另一端依次打木垛刹顶。刹顶物料要随用随递，保持退路畅通，若出现明显动压，如片帮、顶板掉渣等现象，及时撤出施工人员，待顶板压力稳定后再进行刹顶作业。四、工作面运输巷、回风巷的顶板控制1、超前支护回风巷、运输巷自工作面煤壁线往外中间排不小于20m范围内，另外两排不小于30m范围内共打设三排超前支护。由于上下两巷部分地段巷道较高，人员打设支护或刹顶打设木垛，需要搭设作业平台或者使用自制的板凳，人员进行登高作业必须至少三人一组，一人负责扶板凳，另一人负责监护递料。超前支护的打设：采用2.6m钢梁与3.15m（或4.0m）单体液压支柱配合形成的顺巷对接棚，一梁三柱对接布置，柱距1.0m，巷道超高处打设木垛接顶。回风巷：自工作面煤壁线往外中间排不小于20m范围内，另外两排不小于30m范围内共打设三排超前支护，三排超前支护排、柱距均为1.2m 和1.0m。运输巷：自工作面煤壁线往外中间排不小于20m范围内，另外两排不小于30m范围内共打设三排超前支护，三排超前支护排距分别为1.0m和2.0m。工作面下端头支架前采用2.6m钢梁与3.15m（或4.0m）单体液压支柱配合形成一梁三柱（或四柱）顺巷错梁齐柱式对棚支护，对内间距0.3m，单体支柱柱距为1.0m。顶板破碎或压力大要加密超前支护，加密支护时，要留出净宽不小于0.8m，高度不小于2m的行人通道，端头支架与巷道支护间距不大于0.5m。2、过钻场过钻场、壁龛及联巷31902回采工作面回风巷有抽放瓦斯钻场及其它壁龛和与配风巷的联巷。31902回采工作面运输巷上帮有壁龛，当工作面推进距其20m前，钻场、壁龛及联巷内用3.15m（或4.0m）单体液压支柱与2.6m钢梁架设一梁二柱走向棚进行超前支护，棚距0.7m。发现顶板破碎有漏、冒顶危险时，要在钢梁上架设木垛接顶严实，备棚要由外往里加密支护。工作面与钻场割透后，要伸出液压支架伸缩梁或超前移架进行及时维护。（1）顶板压力大时要适当加密支护，加密支护时，要保证单体液压支柱初撑力。（2）人员不得在钻场内休息、逗留。（3）工作面与钻场割透后，要伸出液压支架伸缩梁或超前移架进行及时维护。（4）改钻场内支护时，必须先打后回，保持一梁二柱，不得单挑梁。（5）回收钻场内支护时，必须按照自下而上由里往外的原则进行。3、上、下尾巷悬顶处理方法为避免工作面上、下尾巷悬顶，超前工作面上、下出口煤壁2个循环（1.4m）将顶锚杆及工作面侧帮锚杆螺丝卸下。超前工作面煤壁5.0m用液压退锚器将锚索盘卸下。卸不下来的要在回柱放顶前用铁剪子将其周围的锚网、钢筋梯剪断。上端头回柱放顶后，上尾巷有悬顶不冒落时，采用尾巷充填，不得留有瓦斯积聚的空间，采取管路抽放、风障等方法防止上尾巷瓦斯积聚。五、支护质量要求1、液压支架端面距为0.34m。工作面支架要排成一条直线，支架整齐度误差不超过50mm，工作面支架中心距误差不超过100mm。2、液压支架顶梁要与顶板平行架设，顶梁要接顶严密。3、相邻支架间不应有明显错差，最大错差不得超过200mm。4、液压支架间空隙不超过200mm。严禁歪架、咬架，否则要及时调整。5、液压支架要垂直顶底板，歪斜5。工作面液压支架升架后要停顿35s再停止供液，保证液压支架初撑力在24MPa以上。6、两巷超前支护单体液压支柱要打成一条直线，单体整齐度误差不超100mm，找好柱窝，手把体朝外，注液口朝空间侧。7、单体液压支柱升柱时要使用注液压力显示表，超前支护单体初撑力要达到90kN（11.5Mpa）以上，保证单体液压支柱初撑力。8、回风巷、运输巷自工作面出口30m范围内支护完整无缺、支护有效，巷道净高度不得低于2.0m，人行道净宽度不得低于0.8m。巷道无积水、无浮渣、无杂物，材料、设备码放整齐并有标志牌，牌板齐全、整洁，吊挂整齐，各种管线整齐吊挂，不得影响人行道宽度。9、两巷顶板破碎压力大时，要适当加密支护，加密支护时要留出净宽不小于0.7 m的安全通道。10、加强回风巷、运输巷及工作面顶板压力观测和预报工作，超前支护以外的巷道离层或变形严重时，必须超前进行加固。11、失效支柱及时更换，坏柱及时运出。12、支柱全部编号管理，牌号清晰。13、所有支设的单体液压支柱用自制的防倒绳套住并挂在顶板锚网（或棚梁）上，防止倒梁、倒柱伤人。六、支护材料使用、备用情况和存放管理表单体液压支柱入井前必须进行打压试验，合格后方可入井。使用超过8个月的单体液压支柱必须升井检修、试验。下表中的备用材料要随用随补充，必须经常存有。材料要整齐码放并挂标志牌，标志牌要标明存放材料的单位、材料名称、规格、数量及负责人。所有支护器材要建立基础台帐，对规格型号、进货渠道、数量及产品合格证等有记录。支护材料使用、备用情况和存放管理表 表3-2-2种 类规 格使用量备用量存放地点单体DW28-250/10020根20根两巷出口外50m100mDW31.5-250/100100根20根两巷出口外50m100mDW40-250/100240根20根两巷出口外50m100m钢梁2.6m80根20根两巷出口外50 m100m3.6m20根10根两巷出口外50 m100m附图 8：31902工作面支护平、剖面示意图第三节 矿 压 观 测坚持支护质量和顶板动态监测，健全分析和处理责任制。一、矿压观测内容观测内容主要有：工作面支架的工作阻力观测、支架活柱缩量观测、两巷顶板离层观测、超前支护矿压监测。二、矿压观测方法及时间要求（一）工作面的矿压观测：工作面五条观测线均匀布置在工作面中。1、支架初撑力及工作阻力的观测工作面液压支架立柱压力由井下主控计算机实时记录，在工作面均匀布置5条观测线，观测线布置在11#、24#、37#、50#、63#液压支架上（当工作面长度有变化时，重新均匀分布观测线），由生产技术科矿压观测组负责每7天对支架支柱初撑力和工作阻力的变化情况进行数据采集整理。2、支柱活柱缩量的观测用标记法在工作面上部、中部及下部布置3条观测线。三条线平均布置在架子上（当工作面长度有变化时，重新均匀分布观测线），每5天进行一次观测，记录上次移架、本次移架的活柱高度及时间间隔，计算出循环活柱下缩量及下缩速度。 （二）两巷顶板离层观测对安装在两巷的顶板离层仪每周观测1次，填好记录，计算出顶板下沉速度及下沉量，对顶板下沉速度进行对比，发现顶板下沉速度加快或下沉量过大，要采取备棚等措施加强支护。（三）超前支护矿压监测 在上下两巷超前支护30m范围之内均匀布置3个测点，对单体液压支柱进行观测，随着工作面推进，每4天进行一次数据收集、发现问题及时汇报。 生产技术科配备专职矿压观测工作人员，收集、分析矿压数据，绘制矿压显现图表，揭示矿压显现规律，提出支护质量存在的问题，监督支柱检修质量，发现问题及时监督整改，促进工作面支护质量的提高。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式 1、装煤、运煤及转载工作面由MG450/1040WD型采煤机割、装煤和推移刮板运输机辅助装煤，由SGZ764/630型刮板运输机运出工作面，由SZZ764/200型桥式转载机转载至运输巷DSJ100/63/275型胶带运输机、西三皮带下山、21901运输巷、西部皮带巷、南翼集中运输巷（2皮带）、皮带机上山（1皮带）运到井底煤仓，由新主井箕斗提升进入地面原煤运输系统。运输方式为：刮板运输机、胶带运输机、箕斗联合运输。2、辅助运输工作面所需的设备、材料采用600mm轨距1t矿车或平车、架子车运输。由副井井底车场经西部轨道巷、西三轨道巷、西三轨道下山、31902回风巷。期间分别采用电瓶车、平巷人车、齿轨车、柴油车等工具进行运输。31902回风巷分别采用KWG-110/55-600型无极绳绞车、2台JD-1.6型调度绞车和1台SDJ-28型多用双速绞车联合辅助运输。二、运煤线路和辅助运输线路1、运煤路线 工作面31902工作面运输巷西三皮带下山21901运输巷西部皮带巷南翼集中运输巷（2皮带）皮带机上山（1皮带）井底煤仓地面原煤运输系统2、辅助运输路线副井井底车场西部轨道巷西三轨道巷西三轨道下山31902回风巷31902工作面附图 9：31902工作面生产系统示意图第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）风量计算与选择表 1、按瓦斯涌出量计算：Q=100qK=10010.291.2=1234.8m3/min式中：Q采煤工作面实际需要风量，m3/min；100单位瓦斯量，以回风流瓦斯浓度不超过1% 的换算值，取100；q采煤工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min ，参照31901工作面正常回采期间绝对瓦斯涌出量29.4 m3/min，其中管路抽放占65，风排放占35，29.4m3/min35=10.29m3/min，风量计算取10.29m3/minK采煤工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数（正常生产时三月份连续观测一个月，最大绝对瓦斯涌出量和平均绝对瓦斯涌出量的比值，计算其结果为1.135取1.2）。2、按工作面温度计算：Q=60VS=601.514.1=1269m3/min式中：Q采煤工作面实际需要风量，m3/min；V工作面风速，m/s，取1.5 m/s；S工作面平均断面面积，m2，取14.1m2。表4-2-1工作面空气温度t（）工作面风速v（m/s)煤层厚度1.5m煤层厚度1.53.5m150.30.40.30.515180.50.70.50.818200.80.90.81.020231.01.21.01.323261.51.71.51.826282.02.22.02.53、按工作面最多人数计算：Q=4N=452=208m3/min式中： Q采煤工作面实际需要风量，m3/min。4每人每分钟不低于4m3/min的配风量。N采煤工作面同时工作的最多人数，取46人； 4、按风速进行验算：（1）按最低风速验算，采煤工作面最低风量：Q600.25S=15S=1514.1=211.5m3/min式中：S采煤工作面平均有效断面面积，取14.1；（2）按最高风速验算，采煤工作面最高风量：Q604S=240S=24014.1=3384m3/min式中：S采煤工作面平均有效断面面积，取14.1；5、根据上述计算结果，确定采煤工作面实际需要风量为1300m3/min（二）通风路线 地面新鲜风流副井井底车场西部轨道巷西三轨道下山西三轨道巷与31902运输巷联巷31902工作面地面新鲜风流副井井底车场皮带机上山南翼集中运输巷西部皮带巷21901运输巷西三皮带下山31902运输巷31902工作面清洗工作面乏风31902回风巷西三回风下山西三回风巷西二回风上山西部总回风巷经西风井排至地面。清洗工作面乏风31902回风巷31902配风巷31902回风巷西三回风下山西三回风巷西二回风上山西部总回风巷经西风井排至地面。新鲜风流31902回风巷31902配风巷第三联巷31902配风巷31902回风巷西三回风下山西三回风巷西二回风上山西部总回风巷经西风井排至地面。附图 10-1： 31902工作面通风系统示意图附图 10-2： 31902工作面配风巷联巷封闭后通风系统示意图二、瓦斯防治（31902初采初放期间的通风管理见规程末页）1、瓦斯抽放系统 （1）采取顶板穿层打钻抽放在31902工作面回风巷每隔20-25m有一处打钻施工地点，用ZDY1900S（MK-4）钻机打抽瓦斯钻孔，用3寸4m插管用聚铵脂封孔3.5m，通过4寸软管接入气水分离器，然后再接入12寸瓦斯抽放管路系统，如顶板破碎时需要将插管适当加长，（在4m插管前加3寸2m插管，直至钻孔不漏气为止）。用2BEC-80型水环式真空泵对空区顶部及上尾巷的瓦斯进行抽放。（2）采取尾巷浮抽在上顺250mmPE管尾部接六通，六通上接6根4寸软管，6根软管前接6根4寸PE管，将其中4寸PE管插入上尾巷瓦斯浓度较高地点，用2BEC-42型水环真空泵对上尾巷进行抽放，剩余2根进行辅助抽放。浮抽软管插入位置距切顶线0.5m2.5m范围内。（3）采取本煤层注水钻孔、预抽钻孔从31902开切眼往外20m开始，采用单排平行沿层钻孔，先用注水孔对本煤层进行预裂，后用预抽钻孔进行预抽。钻孔平行煤层倾向，注水钻孔与预抽钻孔之间间距为8m，两个注水钻孔之间间距为16m,此后依次叠加进行布置，至采面停采线。在相邻的注水钻孔注水完毕后，及时通过4寸软管与放水器相连，然后放水器再与主抽放管路连接，用2BEC-80型水环真空泵对本煤层预抽。（4）采取下覆煤层注水钻孔、预抽钻孔31902工作面下覆19-2煤层，距19号煤层间距预计7m左右。为防止19-2煤层的瓦斯受采动和31902工作面周期来压影响，通过31902工作面底板裂隙向工作面涌出，更好地治理31902工作面底板的瓦斯，实现瓦斯抽采达标，决定向19-2煤层施工预抽钻孔，进行预抽19-2煤层的瓦斯。从31902工作面上出口往外185m处送一条专门用于施工下覆煤层注水、预抽钻孔的配风巷。在配风巷中所施工的注水钻孔、预抽钻孔按施工本煤层注水钻孔和预抽钻孔的工艺进行施工，。2、瓦斯检查工作面设专职瓦斯检查员。瓦斯检查员要对本区域的抽放设施进行认真检查，发现管路漏气、积水要及时处理，以防影响抽放效果。运输巷、回风巷、配风巷、机电设备处、抽放钻场分别设瓦斯检查牌板。检查地点：运输巷距工作面煤壁10m；工作面内距运输巷10m；机组附近；上尾巷超前支护范围内；工作面上隅角；回风巷距工作面煤壁10m范围内；31902回风巷与配风巷的抽放瓦斯钻场；31902配风巷中部及两个出口。上述地点每班至少检查3次，机电设备和瓦斯抽放钻场（分别测抽放孔）每班至少检测2次，如实填写瓦斯牌板，同时汇报调度室，瓦斯浓度变化地点要随时检查。重点检查区域：工作面上头20m范围内、上隅角、上尾巷、上隅角至回风巷出口外10m范围内。区队长、班长、安全员、机组司机、电钳工要佩戴便携式甲烷自动检测报警仪。附图 11：工作面瓦斯抽放系统示意图3、瓦斯监控在工作面上隅角设置便携式甲烷检测报警仪及甲烷传感器；在工作面回风巷距工作面上出口10-15m范围内设置甲烷传感器；在回风巷900m处（回风巷中部）设置甲烷传感器；在回风巷打钻钻场门子口设置甲烷传感器；在回风巷550m材料硐室处设置甲烷传感器；在回风巷门子口以里10-15m处设置甲烷传感器、温度传感器、一氧化碳传感器和风速传感器各一台。在运输巷900m处设置一氧化碳传感器；在运输巷门子口皮带头下风侧10-15m处设置一氧化碳传感器；在配风巷中部设一台甲烷传感器。传感器应垂直顶板悬挂，距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道上帮不得小于200mm，维护方便，不影响行人和行车。瓦斯监控分站设置在21901工作面运输巷移动变电站处，监控分站型号为：KTJ9-F(N)，编号：84号。甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围，见工作面监控系统示意图。附图 12-1：31902工作面监测、监控分布示意图附图 12-2：31902工作面监控系统示意图 4、瓦斯防治（1）为防止瓦斯积聚，使尾巷充分冒落，超前工作面煤壁2个循环（1.4 m）将顶锚杆及工作面侧帮锚杆螺丝卸下。超前工作面煤壁5.0m用液压退锚器将锚索盘卸下。卸不下来的要在回柱放顶前用铁剪子将其周围的锚网、锚带剪断，尾巷不能自行垮落时，每循环上尾巷回柱放顶前，用装袋钻泥（或浮货），从最上头液压支架大柱开始向上帮成弧形码放钻泥袋，挡矸柱沿弧形打设，不给上隅角瓦斯留有积存空间，保证回柱放顶后尾巷充填严实。袋子码放要成墙体并保证大柱与上帮圆弧过渡，墙体空间侧要用装货袋子填实，不给瓦斯留有积存